丁 鑫
(山西霍宝干河煤矿有限公司,山西 临汾 041600)
综采工作面在回采期间受采动压力、构造应力以及超前支撑压力影响,工作面煤壁易出现片帮,加大了工作面端面空顶距,从而造成端面空顶处出现破碎、局部冒顶现象。端面破碎顶板若不及时采取控制措施,在支架前探梁与煤壁之间形成压力集中区,随着端面距加大,压力对端面处顶板破坏更加严重。本文以209工作面为例,工作面过断层期间,对端面破碎顶板采取注浆+撞楔超前支护进行联合控制维护,保证工作面安全回采。
山西霍宝干河煤矿有限公司209工作面位于二采区,工作面北东端为井田边界,南西端为二采区回风巷,北西侧均为实体煤,南东侧为2-100工作面采空区。209工作面设计走向长度914m,倾向长度183m,工作面回采煤层为1#、2#合并煤层,平均厚度为3.9m,采用综合机械化回采工艺,全部垮落法处理采空区。工作面直接顶主要以灰色泥岩为主,平均厚度为1.59m,该岩石坚固系数f=3.0,易破碎,在应力作用下岩层易出现失稳现象;基本顶主要以灰白色的K8细粒砂岩为主,平均厚度为7.9m。
209工作面回采至540m处揭露一条正断层F146,断层落差为1.5m,倾角为40°,断层贯通整个工作面煤层,对回采有较大影响。工作面回采至525m处时,工作面顶板出现局部破碎、煤壁片帮现象,预计工作面回采至断层带处时煤壁片帮将更严重。
在过断层带期间,端面处顶板应力相对集中,岩层自身形成的关键承载圈会出现失稳趋向。随着端面空顶距加大,承载圈越来越不稳定,当端面处顶板在无有效支护时,外界作用大于关键承载圈承载能力,承载圈失去承载作用,端面处顶板出现破碎、冒顶现象。为了提高端面处顶板稳定性,必须对关键承载圈内的岩体进行加固。
通过现场对端面处破碎顶板施工深部岩层观察孔发现,顶板破碎岩体主要以直接顶的泥岩为主,破碎区域在0.4~2.2m范围内,破碎岩体坚固系数f<0.8,岩体完全失去胶结,这是端面处顶板出现冒顶的主要原因。
(1)工作面割煤后移架前,在工作面端面处顶板施工一排注浆钻孔,钻孔间距3.0m,钻孔深度5.0m,钻孔与顶板成6°夹角布置。
(2)钻孔施工完后,用高压注浆设备向钻孔内注射马丽散粘剂,在注射过程中必须确保注射速度均匀,注射压力不低于4.0MPa。
(3)在注浆过程中发现顶板及工作面煤体出现浆液渗透现象时,立即停止注浆并及时采用砂浆进行封孔处理。
(4)注浆3h后方可继续回采。工作面回采2m后施工第二排注浆钻孔,与第一排在水平面上交错布置。依次类推,直至工作面过断层带。
端面处顶板破碎区域注浆后,虽然提高了局部岩体稳定性,但是随着工作面推移,端面处顶板岩体不能及时维护,同样会发生顶板冒落事故。通过施工撞楔超前支护对端面处顶板进行短时间支护,为工作面移架提供时间。
(1)为了减少采煤机割煤过程中损坏切割部,撞楔超前支护采用长度为3.5m,直径为22mm树脂钢锚杆。
(2)工作面破碎顶板注浆后,采用手持式钻机在工作面顶板处施工一排钻孔,钻孔深度为5m,直径为28mm,钻孔间距为3m,钻孔垂直工作面煤壁布置,且成组布置在液压支架前探梁前方。
(3)待工作面所有钻孔施工完后,在钻孔依次填装锚固剂、树脂钢锚杆,并采用钻机进行锚固,每个钻孔填装2支锚固剂。
(4)撞楔超前支护施工完后,工作面回采移架时,支架顶梁紧贴撞楔超前支护且带压移架,当工作面回采2.0m后施工第二排撞楔超前支护。
(1)209工作面端面破碎顶板施工仰角注浆支护后,通过观察孔发现顶板破碎岩体在0~1.8m范围内稳定性有很大提高,岩体坚固系数f提高至2.0,但是由于受重力影响,在钻孔底部破碎岩体稳定性提高幅度不大,岩石坚固系数f为1.2左右;在注浆支护后工作面在过断层期间未出现顶板破碎、局部冒顶现象。
(2)209工作面施工撞楔超前支护后,在构造应力作用下煤壁片帮时,撞楔超前支护会对端面空顶处顶板进行临时支护,避免了工作面割煤后、移架前之间时间段内顶板发生冒顶事故,对空顶处顶板起到了临时超前支护作用。
(3)干河煤矿对209工作面端面破碎顶板采取注浆、撞楔超前支护等联合维护措施后,工作面移架过程中未出现倒架、支架顶梁插顶现象,提高了支架移架效率,同时工作面在断层带期间回采速度达5.5m/d,提高了回采效率,保证了工作面回采安全。
山西霍宝干河煤矿有限公司在二采区209工作面过断层回采过程中,对端面破碎顶板采取“注浆+撞楔超前支护”联合支护措施,实践证明,采取联合支护措施后,提高了端面处破碎顶板稳定性,解决了破碎顶板移架难等难题,提高了工作面回采效率,保证了回采安全,取得了显著成效。